JP5935098B2 - 亜鉛製造方法 - Google Patents
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Description
本発明は、亜鉛製造方法に関し、特に、製鉄プロセスの一つである電炉法においてスクラップの溶解製錬時に発生する電炉ダスト、又は電炉ダストの一部を製鉄原料やセメント増量材としてリサイクルする際に還元炉で発生する２次ダストを原料とする亜鉛製造方法に関する。
製鉄プロセスの一つである電炉法では、スクラップの溶解製錬時に製鋼量の約１．５％から２．０％の、酸化亜鉛成分を含む産業廃棄物としての電炉ダストが発生する。電炉ダストは、世界では２０００万トン発生し、日本では５０万トン発生するといわれている。電炉ダストの一部は、更に還元炉で還元されて製鉄原料やセメント増量材としてリサイクルされる。還元炉から発生する排気中には、酸化亜鉛が濃縮された２次ダスト（粗酸化亜鉛）が含まれている。
鉄スクラップの多くは、廃家電又は廃自動車である。廃家電又は廃自動車の塗装下地には、亜鉛メッキが施されている。また、スクラップの中には、塗料、プラスチック及び油分等が含まれている。このため、電炉ダストには、亜鉛又は鉛等の重金属に加えて、塩化物及びダイオキシン類等の有害な有機物も含まれている。一方で、電炉ダストには、約２０〜３０％の鉄と２０〜３０％の亜鉛とが含まれている。従って、電炉ダストは、資源として非常に有用である。
現在、電炉ダストから様々なリサイクル技術により生成される粗酸化亜鉛は、乾式及び湿式の亜鉛製錬用の原料となっている。主なリサイクル技術は、ウエルズ炉法であるが、その他にも、プラズマ法、電気溶融還元法、ＭＦ炉法、又は回転床炉法等が挙げられる。
かかる状況下で、特許文献１は、亜鉛回収法に関し、電炉法鉄くず製錬炉等から発生する酸化亜鉛を含有した電炉ダストからの金属亜鉛回収方法が開示されている。具体的には、特許文献１には、電炉ダスト又は２次ダストと、金属鉄含有粉末、還元剤、結合剤及び水とを、混合及び混練し、その後に成型し、更に、還元炉で焼成することが開示されている。これにより、特許文献１では、電炉ダスト中又は２次ダスト中の酸化亜鉛を金属亜鉛蒸気として回収する。
しかしながら、本発明者の検討によれば、特許文献１が開示する構成では、電炉ダスト中又は２次ダスト中の酸化亜鉛を金属亜鉛蒸気として回収するものであるが、粗酸化亜鉛には塩素成分が含有されているため、粗酸化亜鉛から亜鉛地金を生成する際には塩素成分の除去にコストがかかる傾向にある。
また、特許文献１が開示する構成では、回収される金属亜鉛の組成は純度３Ｎが限度であり、純度向上の余地がある。
また、本発明者の更なる検討によれば、粗酸化亜鉛を原料とする湿式製練における電解方法においては、希硫酸水溶液電解を用いることとなり、その電流密度が５００Ａ／ｍ２と低く、また、陰極表面に成長した亜鉛地金を、陰極を着脱して回収する必要があるため、回収作業とそのための設備とを必要とする傾向にある。よって、かかる湿式製錬における電解方法では、コスト低減のためには規模の利益を得るべく、大規模工場となる傾向にある。即ち、現状の電炉ダストを用いた亜鉛製造方法では、電炉ダストを粗酸化亜鉛という中間原料にすることはできるが、輸送コストを負担して粗酸化亜鉛を大規模亜鉛製錬所に搬入せざるを得ない状況にあるといえる。
本発明者は、以上の検討を経て、電炉ダスト中又は２次ダスト中の亜鉛成分を抽出して無水塩化亜鉛とした後に蒸留精製して溶融塩電解法で処理することにより、以上述べた課題を解決できることを見出し、本発明を完成したものである。
本発明は、かかる事情に鑑みてなされたもので、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を提供することを目的とする。
本発明は、電炉ダスト又は２次ダスト中の酸化亜鉛成分を塩素ガス若しくは塩化カルシウム等の塩素を含む塩化剤、塩酸、又はアルカリ剤と接触させて得た亜鉛を主成分とする化合物から、塩化亜鉛を主成分とする無水金属塩化物である粗塩化亜鉛を製造し、これを蒸留して精製した後に溶融塩電解法で処理する構成を有し、これにより純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を取得することを基本的な内容とする。
本発明における溶融塩電解浴は塩化物であるから、原料が塩素成分を含んでいても従来法のような脱塩素のための追加コストが不要であり、塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好都合である。
また、粗塩化亜鉛中の塩化亜鉛は、気化させた後に凝縮して液化させることにより、蒸気圧差を利用して、他の金属塩化物成分と相互に分離（蒸留）して精製される。純度４Ｎ以上の金属亜鉛は、かかる精製により得られた精製塩化亜鉛を電解浴として溶融塩電解することにより得られる。
更に、本発明の塩化亜鉛の溶融塩電解法では、電極の表面積の１ｍ２当たりにおいて、既存の水溶液電解では電流密度が約５００Ａ／ｍ２であるのと比較して、５０００Ａ／ｍ２以上と１０倍の生産性が得られ、設備をコンパクト化できる。また、本発明の塩化亜鉛の溶融塩電解法では、電解浴の温度を金属亜鉛の融点以上に設定すれば、電解析出する亜鉛地金を、溶融状態で電解槽の底から抜き出すことができるので、水溶液電解のような陰極の着脱作業が不要となり省力化できる。従って、電炉ダストの発生場所において、ハロゲン成分を含む電炉ダストを原料とするオンサイト型亜鉛製錬所を実現することができることになる。
つまり、以上の目的を達成すべく、本発明の第１の局面における亜鉛製造方法は、酸化亜鉛を含む電炉ダスト又は前記電炉ダストを還元炉で還元した際に発生する２次ダストにおける酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛を得る反応工程と、前記反応工程で得た前記粗塩化亜鉛を加熱して塩化亜鉛蒸気を生成し、前記塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る精製工程と、前記精製工程で得た前記精製塩化亜鉛を溶融状態で電解して亜鉛融液と塩素ガスとを得る電解工程と、を有する。
また、本発明は、かかる第１の局面に加えて、前記反応工程は、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、塩素ガスと、を接触させ、前記電炉ダスト中又は前記２次ダスト中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛として抽出する浸出工程であることを第２の局面とする。
また、本発明は、かかる第２の局面に加えて、前記浸出工程では、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスと、を接触させることを第３の局面とする。
ここで、これらの第２及び第３の局面においては、塩化剤として使う塩素ガスを、炭酸カルシウム、水酸化カルシウム、酸化カルシウム、炭酸ナトリウム、水酸化ナトリウム、酸化ナトリウム、アンモニアガス等と接触させて塩化カルシウム、次亜塩素酸カルシウム、塩化アンモニウム等の形態の塩化剤に転換し、かかる塩化剤を電炉ダスト等と接触させてもよい。また、このような塩化剤としては、別途用意した塩化カルシウム等を使用してもよいことはもちろんである。
また、電炉ダスト等と炭酸カルシウム等とを予め混合した混合物を用意し、この混合物原料と塩素ガスとを接触させてもよい。また、かかる混合物の原料には、炭素やアルコール等の有機化合物を混合してもよい。
また、本発明は、かかる第２又は第３の局面に加えて、前記精製工程は、前記浸出工程で抽出した前記粗塩化亜鉛を溶融状態で塩素ガスと接触させて前記粗塩化亜鉛中の亜鉛以外の金属成分を酸化して、前記金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物にした後に、前記粗塩化亜鉛を加熱することにより、前記金属塩化物を蒸発させて分離する第１精製工程と、前記第１精製工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、前記塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る第２精製工程と、を有し、前記電解工程では、前記第２精製工程で得た前記精製塩化亜鉛を用いることを第４の局面とする。
ここで、第４の局面においては、第１精製工程で得られる前記低沸点の金属塩化物及び／又は第２精製工程で得られる、精製塩化亜鉛を分離した残渣中の金属塩化物成分を、上述した反応工程で塩化剤として使用してもよい。
また、本発明は、かかる第４の局面に加えて、前記第１精製工程では、溶融状態の前記粗塩化亜鉛と、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスと、を接触させることを第５の局面とする。
また、本発明は、かかる第１の局面に加えて、前記反応工程は、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、塩酸と、を接触させ、前記電炉ダスト中又は前記２次ダスト中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛として抽出する浸出工程であり、前記浸出工程で抽出した前記粗塩化亜鉛を、加熱して前記粗塩化亜鉛に含まれる水を水蒸気として分離した後に塩素ガスと接触させる乾燥工程を更に有し、前記精製工程では、前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱することを第６の局面とする。
また、本発明は、かかる第６の局面に加えて、前記浸出工程では、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスを原料として生成された前記塩酸と、を接触させることを第７の局面とする。
また、本発明は、かかる第７の局面に加えて、前記浸出工程では、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、前記塩酸と、を接触させる際に、水を併用することを第８の局面とする。
また、本発明は、かかる第１の局面に加えて、前記反応工程は、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、アルカリ剤水溶液と、を接触させ、前記電炉ダスト中又は前記２次ダスト中の酸化亜鉛成分を水酸化亜鉛とし、前記水酸化亜鉛を含む浸出液を得る浸出工程と、 前記浸出工程で得た前記浸出液から前記水酸化亜鉛を析出及び沈降させ、前記水酸化亜鉛を固体として分離回収する晶析工程と、前記晶析工程で分離回収した前記水酸化亜鉛と塩酸とを接触させて粗塩化亜鉛を得る塩化工程と、を有し、前記塩化工程で得た前記粗塩化亜鉛を、加熱して前記粗塩化亜鉛に含有されている水を水蒸気として分離した後、塩素ガスと接触させる乾燥工程を更に有し、前記精製工程では、前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱することを第９の局面とする。
また、本発明は、かかる第９の局面に加えて、前記浸出工程では、前記晶析工程において前記水酸化亜鉛を分離回収した後の水溶液を前記アルカリ剤水溶液として使用することを第１０の局面とする。
また、本発明は、かかる第９又は第１０の局面に加えて、前記塩化工程では、前記晶析工程で分離回収した前記水酸化亜鉛と、前記電解工程における前記電解により得た前記塩素ガスを原料として製造された塩酸と、を接触させることを第１１の局面とする。
また、本発明は、かかる第９から第１１の局面のいずれかに加えて、前記アルカリ剤水溶液のアルカリ剤は、水酸化ナトリウム又は水酸化カリウムであることを第１２の局面とする。
また、本発明は、かかる第６から第１２の局面のいずれかに加えて、前記乾燥工程では、水を水蒸気として分離した後の前記粗塩化亜鉛と、前記電解工程における前記電解により得た前記塩素ガスと、を接触させることを第１３の局面とする。
また、本発明は、かかる第６から第１３の局面のいずれかに加えて、前記精製工程は、前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛を溶融状態で塩素ガスと接触させて前記粗塩化亜鉛中の亜鉛以外の金属成分を酸化して、前記金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物にした後に、前記粗塩化亜鉛を加熱することにより、前記金属塩化物を蒸発させて分離する第１精製工程と、前記第１精製工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、前記塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る第２精製工程と、を有し、前記電解工程では、前記第２精製工程で得た前記精製塩化亜鉛を用いることを第１４の局面とする。
また、本発明は、かかる第６から第８又は第１４の局面のいずれかの局面に加えて、前記第１精製工程では、前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛と、前記電解工程における前記電解により得た前記塩素ガスと、を接触させることを第１５の局面とする。
また、本発明は、かかる第３から第５、第１４又は第１５のいずれかの局面に加えて、前記第１精製工程では、前記粗塩化亜鉛を、それに接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下の範囲内に維持した状態で、５０℃以上４５０℃以下の温度範囲に維持することを第１６の局面とする。
また、本発明は、かかる第１から第１６の局面のいずれかに加えて、前記塩化亜鉛蒸気は、前記粗塩化亜鉛を加熱して溶融し、その融液相の温度を２５０℃以上７５０℃以下の範囲内に維持した状態で、前記融液相と接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持することにより生成されることを第１７の局面とする。
本発明の第１の局面における亜鉛製造方法によれば、酸化亜鉛を含む電炉ダスト又は電炉ダストを還元炉で還元した際に発生する２次ダストにおける酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛を得る反応工程と、反応工程で得た粗塩化亜鉛を加熱して塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る精製工程と、精製工程で得た精製塩化亜鉛を溶融状態で電解して亜鉛融液と塩素ガスとを得る電解工程と、を有することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。特に、精製工程では、粗塩化亜鉛中にアルカリ金属成分やアルカリ土類金属成分等が共存していても、これらと塩化亜鉛成分とを、それらの蒸気圧差を利用して分離することができる。
また、本発明の第２の局面における亜鉛製造方法によれば、反応工程が、電炉ダスト又は２次ダストと、塩素ガスと、を接触させ、電炉ダスト中又は２次ダスト中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛として抽出する浸出工程であることにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理により好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金をより確実に製造できると共に、よりコンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第３の局面における亜鉛製造方法によれば、浸出工程では、電炉ダスト又は２次ダストと、電解工程における電解により得た塩素ガスと、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
ここで、これらの第２及び第３の局面の亜鉛製造方法において、塩化剤として使う塩素ガスを炭酸カルシウム等と接触させて、塩化カルシウム等の形態の塩化剤に転換してから電炉ダスト等と接触させる場合には、塩素ガスを、漏洩等の可能性が低減した取扱いの容易な形態で利用することができると共に、塩化反応装置内における塩化剤の滞留時間を長くすることが可能となる。また、塩化剤として、別途用意した塩化カルシウム等を使用する場合にも同様の効果が得られる。
また、電炉ダスト等と炭酸カルシウム等とを予め混合した混合物を用意し、この混合物原料と塩素ガスとを接触させる場合にも、塩素ガスの漏洩等の可能性を低減することができる。また、かかる混合物の原料に炭素やアルコール等の有機化合物を混合する場合には、塩素を塩化物に還元して安全性を高めることができると共に、塩化反応を行う装置内の温度を所定範囲に維持するための熱を補うことができる。
また、本発明の第４の局面における亜鉛製造方法によれば、精製工程が、浸出工程で抽出した粗塩化亜鉛を溶融状態で塩素ガスと接触させて粗塩化亜鉛中の亜鉛以外の金属成分を酸化して、金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物にした後に、粗塩化亜鉛を加熱することにより、金属塩化物を蒸発させて分離する第１精製工程と、第１精製工程を経た粗塩化亜鉛を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る第２精製工程と、を有し、電解工程では、第２精製工程で得た精製塩化亜鉛を用いることにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理により好適であり、粗塩化亜鉛中に含まれる不純物をより確実に除去できて純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金をより確実に製造できると共に、よりコンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。特に、第２精製工程では、粗塩化亜鉛中にアルカリ金属成分やアルカリ土類金属成分が共存していても、これらと塩化亜鉛成分とを、それらの蒸気圧差を利用して分離することができる。
ここで、第４の局面の亜鉛製造方法において、第１精製工程で得られる低沸点の金属塩化物、及び／又は第２精製工程で得られる、精製塩化亜鉛を分離した残渣中の金属塩化物成分を、上述した反応工程で塩化剤として使用する場合には、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第５の局面における亜鉛製造方法によれば、第１精製工程は、溶融状態の粗塩化亜鉛と、電解工程における電解により得た塩素ガスとを接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第６の局面における亜鉛製造方法によれば、反応工程が、電炉ダスト又は２次ダストと、塩酸と、を接触させ、電炉ダスト中又は２次ダスト中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛として抽出する浸出工程であり、浸出工程で抽出した粗塩化亜鉛を、加熱して粗塩化亜鉛に含まれる水を水蒸気として分離した後に塩素ガスと接触させる乾燥工程を更に有し、精製工程では、乾燥工程を経た粗塩化亜鉛を加熱することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理により好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金をより確実に製造できると共に、よりコンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第７の局面における亜鉛製造方法によれば、浸出工程では、電炉ダスト又は２次ダストと、電解工程における電解により得た塩素ガスを原料として生成された塩酸と、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第８の局面における亜鉛製造方法によれば、浸出工程では、電炉ダスト又は２次ダストと、塩酸と、を接触させる際に、水を併用することにより、不純物を多く含む低品位の原料に対応できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第９の局面における亜鉛製造方法によれば、反応工程は、電炉ダスト又は２次ダストと、アルカリ剤水溶液と、を接触させ、電炉ダスト中又は２次ダスト中の酸化亜鉛成分を水酸化亜鉛とし、水酸化亜鉛を含む浸出液を得る浸出工程と、浸出工程で得た浸出液から水酸化亜鉛を析出及び沈降させ、水酸化亜鉛を固体として分離回収する晶析工程と、晶析工程で分離回収した水酸化亜鉛と塩酸とを接触させて粗塩化亜鉛を得る塩化工程と、を有し、塩化工程で得た粗塩化亜鉛を、加熱して粗塩化亜鉛に含有されている水を水蒸気として分離した後、塩素ガスと接触させる乾燥工程を更に有し、精製工程では、乾燥工程を経た粗塩化亜鉛を加熱することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理により好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金をより確実に製造できると共に、よりコンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第１０の局面における亜鉛製造方法によれば、浸出工程では、晶析工程において水酸化亜鉛を分離回収した後の水溶液をアルカリ剤水溶液として使用することにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第１１の局面における亜鉛製造方法によれば、塩化工程では、晶析工程で分離回収した水酸化亜鉛と、電解工程における電解により得た塩素ガスを原料として製造された塩酸と、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第１２の局面における亜鉛製造方法によれば、アルカリ剤水溶液のアルカリ剤は、水酸化ナトリウム又は水酸化カリウムであることにより、水溶液に鉄成分を溶存せず、かつ酸化亜鉛成分を選択的に溶解できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第１３の局面における亜鉛製造方法によれば、乾燥工程では、水を水蒸気として分離した後の粗塩化亜鉛と、電解工程における電解により得た塩素ガスと、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第１４の局面における亜鉛製造方法によれば、精製工程は、乾燥工程を経た粗塩化亜鉛を溶融状態で塩素ガスと接触させて粗塩化亜鉛中の亜鉛以外の金属成分を酸化して、金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物にした後に、粗塩化亜鉛を加熱することにより、金属塩化物を蒸発させて分離する第１精製工程と、第１精製工程を経た粗塩化亜鉛を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る第２精製工程と、を有し、電解工程では、第２精製工程で得た精製塩化亜鉛を用いることにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理により好適であり、粗塩化亜鉛中に含まれる不純物をより確実に除去できて純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金をより確実に製造できると共に、よりコンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。特に、第２精製工程では、粗塩化亜鉛中にアルカリ金属成分やアルカリ土類金属成分等が共存する場合、これらと塩化亜鉛成分とを、それらの蒸気圧差を利用して分離することができる。
また、本発明の第１５の局面における亜鉛製造方法によれば、第１精製工程では、乾燥工程を経た粗塩化亜鉛と、電解工程における電解により得た塩素ガスと、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本発明の第１６の局面における亜鉛製造方法によれば、第１精製工程では、粗塩化亜鉛を、それに接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下の範囲内に維持した状態で、５０℃以上４５０℃以下の温度範囲に維持することにより、その温度における蒸気分圧相当の低沸点成分を蒸発させることができ、粗塩化亜鉛中に含まれる不純物を除去することができる。
また、本発明の第１７の局面における亜鉛製造方法によれば、塩化亜鉛蒸気が、粗塩化亜鉛を加熱して溶融し、その融液相の温度を２５０℃以上７５０℃以下の範囲内に維持した状態で、融液相と接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持することにより生成されることにより、その温度における蒸気分圧相当の塩化亜鉛蒸気を生成しこれを凝縮することができ、高純度の塩化亜鉛を得ることができる。
以下、図面を適宜参照して、本発明の各実施の形態における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
（実施の形態１）
まず、図１を参照して、本発明の実施の形態１における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
まず、図１を参照して、本発明の実施の形態１における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
図１は、本発明の実施の形態１に係る亜鉛製造方法の工程を示す図である。
図１に示すように、まず、浸出工程１０１では、塩素ガス８と、電炉ダスト１又はその一部を製鉄原料としてリサイクルする際に還元炉で発生する２次ダスト１と、を、図示を省略する管状炉内で接触させて、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を、粗塩化亜鉛３として抽出する。かかる浸出工程１０１は、電炉ダスト１又は２次ダスト１における酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛３を得る反応工程である。なお、表１に、２次ダスト１の組成を示し、表２に、これから得られた粗塩化亜鉛３の組成を示す。
具体的には、浸出工程１０１では、予め準備した図示を省略する溶融塩化亜鉛浴に粉体状の電炉ダスト１又は粉体状の２次ダスト１を分散浸漬し、その中に塩素ガス８を吹き込む。かかる浸出工程１０１では、電炉ダスト１又は２次ダスト１の中の金属酸化物を構成する酸素成分が塩素に置換される反応が進行して粗塩化亜鉛３が抽出されることから、酸素ガス２が副生される。電炉ダスト１又は２次ダスト１に含まれるＦｅ等の金属成分に関しては、その一部は、亜鉛成分と共に抽出されて粗塩化亜鉛３中に塩化物として混入し、その残部は、残さ４として分離される。なお、亜鉛製造方法をクローズドサイクル化できる観点等からは、浸出工程１０１で使う塩素ガス８は、後述する電解工程１０３において陽極で副生されたものを用いることが好ましい。
次に、精製工程１０２では、浸出工程１０１を経て得られた前述の表２の組成を有する粗塩化亜鉛３を蒸留精製して精製塩化亜鉛６を得る。
具体的には、精製工程１０２では、かかる粗塩化亜鉛３をマッフル炉内に配置されたるつぼ内に収容してマッフル炉内の温度を６００℃に維持し、粗塩化亜鉛３をるつぼ内で加熱溶融してその融液を６００℃に維持すると共に、マッフル炉内の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持する。すると、粗塩化亜鉛３の融液が気化して塩化亜鉛蒸気が生成され、このように生成された塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮して液化し、つまり蒸留して、表３に示す組成を有する精製塩化亜鉛６が得られる。この際、塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物成分５は、塩化亜鉛よりも先に気化して、塩化亜鉛蒸気から分離される。一方で、塩化亜鉛より高沸点の金属塩化物成分７は、塩化亜鉛が気化した後も液体としてるつぼ内に残る。
ここで、マッフル炉内の圧力は、典型的には、図示を省略する不活性ガスの供給系を自動又は手動で制御して窒素ガス等の不活性ガスをその中に吹き込むことにより、粗塩化亜鉛３に接触する気相の全圧をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持するように制御される。また、かかる圧力は、粗塩化亜鉛３が溶融した融液から塩化亜鉛蒸気が生成されるに足る圧力であればよく、その下限値は、マッフル炉の気密性能による。すなわち、外気を吸込む恐れがない限り大気圧より減圧されてもよく、その上限値は、不活性ガスの供給系やマッフル炉の構成の簡便性を考慮するとゲージ圧で２００Ｐａ以下であることが好ましい。なお、マッフル炉内の圧力は、それが定常化した後にはるつぼ内の粗塩化亜鉛３の融液に接触する気相の圧力と等しい。
また、マッフル炉内の温度は、図示を省略する加熱機構を自動又は手動で制御して粗塩化亜鉛３を溶融してその状態を維持するに足る温度であればよく、その下限値は、るつぼ内の粗塩化亜鉛３の融液を２５０℃以上とする温度であることが必要であり、その上限値は、マッフル炉や図示を省略する加熱機構の構成の簡便性を考慮するとるつぼ内の粗塩化亜鉛３の融液を７５０℃以下とする温度であることが好ましい。なお、マッフル炉内の温度は、それが定常化した後にはるつぼ内の粗塩化亜鉛３の融液の温度と等しい。
なお、マッフル炉及びその内部に配置されたるつぼについては、いずれも図示を省略する。また、かかるマッフル炉及びその内部に配置されたるつぼの代わりに、高温の金属塩化物に対して耐食性のあるアルミナ、又は炭化ケイ素等のセラミクスで内張りされた一般的な蒸留装置を用いて、粗塩化亜鉛３の蒸留を実施してもよい。
次に、電解工程１０３では、精製工程１０２を経て得られた前述の表３の組成を有する精製塩化亜鉛６を、電解槽内に収容してその浴温度を５００℃に維持することにより溶融し、かかる溶融状態の精製塩化亜鉛６を電解して、金属亜鉛を含む亜鉛融液９を得ると共に塩素ガス８が副生する。かかる金属亜鉛を含む亜鉛融液９を冷却固化して組成分析したところ、表４に示す結果を得た。なお、電解工程１０３で用いる電解槽としては、一例として、セラミクスで内張りされた容器内に炭素電極を収納した電解槽を用いることができる。
以上の本実施の形態の方法によれば、酸化亜鉛を含む電炉ダスト１又は電炉ダスト１を還元炉で還元した際に発生する酸化亜鉛を含む２次ダスト１と、塩素ガス８と、を接触させ、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛３として抽出する浸出工程１０１と、浸出工程１０１で抽出した粗塩化亜鉛３を加熱して塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛６を得る精製工程１０２と、精製工程１０２で得た精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して亜鉛融液９と塩素ガス８とを得る電解工程１０３と、を有することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、浸出工程１０１では、電炉ダスト１又は２次ダスト１と、電解工程１０３における電解により得た塩素ガス８と、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、精製工程１０２では、粗塩化亜鉛３を加熱して溶融し、その融液相の温度を２５０℃以上７５０℃以下の範囲内に維持した状態で、かかる融液相と接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持することにより、その温度における蒸気分圧相当の塩化亜鉛蒸気を生成しこれを凝縮することができ、高純度の塩化亜鉛を得ることができる。
（実施の形態２）
次に、図２を参照して、本発明の実施の形態２における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
次に、図２を参照して、本発明の実施の形態２における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
図２は、本発明の実施の形態２に係る亜鉛製造方法の工程を示す図である。
本実施の形態に係る亜鉛製造方法は、実施の形態１に係る亜鉛製造方法と比較して、精製工程１０２が共にマッフル炉及びその内部に配置されたるつぼを用いる第１精製工程２０１及び第２精製工程２０２に細分化された工程を置換して有していることが、主たる相違点である。本実施の形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。
まず、電炉ダスト１又は２次ダスト１における酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛３を得る反応工程である浸出工程１０１は、実施の形態１のものと同一である。
次に、本実施の形態における第１精製工程２０１及び第２精製工程２０２について説明する。まず、実施の形態１で説明した精製工程１０２における蒸留は、粗塩化亜鉛３中の塩化亜鉛成分を気化させ、これを凝縮すると共に液化して得た精製塩化亜鉛６を電解浴として電解工程に１０３に供給するものである。
しかし、粗塩化亜鉛３に混入している不純物である金属成分には、酸化されることにより沸点が低下するものがあるため、これに対処すれば、より高純度の塩化亜鉛を得ることができることになる。
そこで、まず、本実施の形態における第１精製工程２０１では、実施形態１と同一の浸出工程１０１で得た不純物を含む粗塩化亜鉛３を、それに接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下の範囲内に維持した状態で、５０℃以上４５０℃以下の温度範囲に維持する。そして、第１精製工程２０１では、かかる状態の不純物を含む粗塩化亜鉛３を塩素ガス８に接触させることにより、粗塩化亜鉛３に含有されている亜鉛以外の不純物である金属成分を酸化して塩化亜鉛よりも低沸点の金属塩化物にした後に、その加熱状態を維持したままで金属塩化物を気化溜出させる。
具体的には、粗塩化亜鉛３に含有されている亜鉛以外の金属成分であるＦｅＣｌ２、ＳｎＣｌ２、及びＰｂＣｌ2は、ＦｅＣｌ３、ＳｎＣｌ４、及びＰｂＣｌ４にそれぞれ酸化されて塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物成分５となり、かかる金属塩化物成分５は、塩化亜鉛よりも先に気化して、塩化亜鉛蒸気から分離される。この際、塩素ガス８は、電解工程１０３において陽極で副生する塩素ガス８を用いることが、亜鉛製造方法をクローズドサイクル化できるために好ましい。
ここで、第１精製工程２０１で用いるマッフル炉内の圧力は、典型的には、図示を省略する不活性ガスの供給系を自動又は手動で制御して窒素ガス等の不活性ガスをその中に吹き込むことにより、粗塩化亜鉛３に接触する気相の全圧をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持するように制御される。また、かかる圧力は、粗塩化亜鉛３に含有される不純物に起因する金属塩化物が溶融した融液から金属塩化物蒸気が生成されるに足る圧力であればよく、その下限値は、マッフル炉の気密性能からゲージ圧で−２００Ｐａとすることが好ましい。一方で、その上限値は、不活性ガスの供給系やマッフル炉の構成の簡便性を考慮するとゲージ圧で２００Ｐａ以下であることが好ましい。
また、かかるマッフル炉内の温度は、図示を省略する加熱機構を自動又は手動で制御して粗塩化亜鉛３に含有される不純物に起因する金属塩化物を溶融してその状態を維持するに足る温度であればよく、その下限値は、るつぼ内の金属塩化物の融液を５０℃以上とする温度であることが必要であり、その上限値は、マッフル炉や図示を省略する加熱機構の構成の簡便性を考慮するとるつぼ内の金属塩化物の融液を４５０℃以下とする温度であることが好ましい。
次に、第２精製工程２０２では、第１精製工程２０１を経た粗塩化亜鉛３’ら塩化亜鉛成分を気化溜出させることにより、精製塩化亜鉛６を得る。
具体的には、第２精製工程２０２では、粗塩化亜鉛３’の主成分である無水塩化亜鉛を加熱して溶融しながら気化させる。この際、第２精製工程２０２では、実施の形態１で説明した精製工程１０２と同様に、粗塩化亜鉛３’を加熱して溶融して、その融液相の温度を２５０℃以上７５０℃以下の範囲内に維持した状態で、その融液相と接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持し、塩化亜鉛蒸気を生成する。そして、このように生成された塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮して液化させることにより、塩化亜鉛より高沸点の金属塩化物成分７と分離された精製塩化亜鉛６が得られる。なお、塩化亜鉛より高沸点の塩化カルシウム等主成分とする金属塩化物成分７は、塩化亜鉛が気化した後も液体としてそのまま残置される。
そして、第２精製工程２０２で得られた精製塩化亜鉛６は、実施の形態１のものと同一の次段の電解工程１０３に送られることになる。
以上の本実施の形態の方法によれば、酸化亜鉛を含む電炉ダスト１又は電炉ダスト１を還元炉で還元した際に発生する酸化亜鉛を含む２次ダスト１と、塩素ガス８と、を接触させ、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛３として抽出する浸出工程１０１と、浸出工程１０１で抽出した粗塩化亜鉛３を溶融状態で塩素ガス８に接触させて粗塩化亜鉛３中の亜鉛以外の金属成分を酸化し、金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物５にした後に粗塩化亜鉛３を加熱することにより、金属塩化物５を蒸発させて分離する第１精製工程２０１と、第１精製工程２０１を経た粗塩化亜鉛３’を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛６を得る第２精製工程２０２と、第２精製工程２０２で得た精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して亜鉛融液９と塩素ガス８とを得る電解工程１０３と、を有することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、第１精製工程２０１では、粗塩化亜鉛３と、電解工程１０３における電解により得た塩素ガス８と、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、第１精製工程２０１では、粗塩化亜鉛３を、それに接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下の範囲内に維持した状態で、５０℃以上４５０℃以下の温度範囲に維持することにより、その温度における蒸気分圧相当の低沸点成分を蒸発させることにより、粗塩化亜鉛中に含まれる不純物を除去できる。
また、本実施の形態の方法によれば、第２精製工程２０２では、粗塩化亜鉛３’を加熱して溶融し、その融液相の温度を２５０℃以上かつ７５０℃以下の範囲内に維持した状態で、かかる融液相と接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持することにより、その温度における蒸気分圧相当の塩化亜鉛蒸気を生成しこれを凝縮することができ、高純度の塩化亜鉛を得ることができる。
（実施の形態３）
次に、図３を参照して、本発明の実施の形態３における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
次に、図３を参照して、本発明の実施の形態３における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
図３は、本発明の実施の形態３に係る亜鉛製造方法の工程を示す図である。
本実施の形態に係る亜鉛製造方法は、実施の形態１に係る亜鉛製造方法と比較して、浸出工程１０１を新たな浸出工程３０１に置換し、更に乾燥工程３０２を追加していることが、主たる相違点である。本実施の形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。
まず、電炉ダスト１又は２次ダスト１における酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛３を得る反応工程である浸出工程３０１では、実施の形態１の塩素ガス８に代えて塩酸１０を使用する。即ち、浸出工程３０１では、塩酸１０と、電炉ダスト１又は前述の表１に示す組成を有する２次ダスト１と、を管状炉内で接触させて、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛３として抽出する。この場合、浸出工程３０１では、酸素ガス２ではなく水１１が副生することになる。また、電炉ダスト１又は２次ダスト１に含まれる鉄等の金属成分については、その一部は、亜鉛成分と共に抽出され粗塩化亜鉛３中に塩化物として混入し、その残部は、残さ４として分離される。
また、浸出工程３０１では、塩酸１０と共に水を併用し、粗塩化亜鉛３を液体として抽出してもよい。かかる水の併用の仕方としては、電炉ダスト１又は２次ダスト１に、塩酸１０と共に水を水蒸気として加えてもよいし、予め固体の電炉ダスト１又は２次ダスト１に、水を加えて混練しておいてから塩酸１０と接触させてもよく、又は予め固体の電炉ダスト１又は２次ダスト１に、水を加えて調製したスラリーに塩酸（ガス）１０を吹き込んで、粗塩化亜鉛を、塩化亜鉛を主成分とする水溶液として得てもよい。また、このように塩酸１０と共に水を併用する場合、後段の精製工程１０２では、広く工業的に実施されている湿式の浄液方法を併用して、更に不純物を多く含む低品位の原料に対応することもできる。かかる湿式浄液方法としては、アルカリ剤を粗塩化亜鉛水溶液に添加してそのｐＨを制御することにより、不純物中の金属成分を水酸化物として沈降分離する方法が挙げられる。
また、水溶液として得た粗塩化亜鉛は、塩化亜鉛の飽和液になるよう調製し、塩化亜鉛を結晶化させて濾別することにより補助的に分離精製されるようにすることもできる。この方法によれば、更に不純物を多く含む低品位の原料に対応することもでき、また、加熱脱水時の水分を蒸発させるための熱エネルギの消費を低減することができる。
また、浸出工程３０１で使う塩酸１０は、亜鉛製造方法をクローズドサイクル化できる観点等からは、電解工程１０３において陽極で副生する塩素ガス８を原料とすることが好ましい。具体的には、塩素ガス８と水素ガスとを反応させて合成し、塩酸１０を生成する方法が挙げられる。かかる水素ガスは、水蒸気を用いてＬＰガスを改質する等の方法で得られる。また、赤熱したコークス等の炭素原料に、水蒸気と混合した塩素ガス８と、を接触させて塩酸１０を直接合成する方法を採用してもよい。なお、かかる塩酸合成時には、二酸化炭素が副生する。
次に、乾燥工程３０２では、浸出工程３０１で副生された水１１を、粗塩化亜鉛３から分離した後に、粗塩化亜鉛３と塩素ガス８とを接触させて無水塩の粗塩化亜鉛３’’を得る。例えば、乾燥工程３０２では、浸出工程３０１で副生された水１１を、図示を省略する加熱機構で４００℃に加熱して水蒸気とすることにより、粗塩化亜鉛３から蒸発分離させた後、その粗塩化亜鉛３を塩素ガス８に接触させて表５に示す組成を有する無水塩の粗塩化亜鉛３’’を得る。
この際、亜鉛製造方法をクローズドサイクル化できる観点等からは、塩素ガス８は、電解工程１０３において陽極で副生する塩素ガス８を用いることが好ましい。
そして、乾燥工程３０２で得られた無水塩の粗塩化亜鉛３’’は、実施形態１と同一のものである次段の精製工程１０２に送られることになる。また、精製工程１０２の後は、実施の形態１及び実施の形態２と同一の電解工程１０３が実行される。
以上の本実施の形態の方法によれば、酸化亜鉛を含む電炉ダスト１又は電炉ダスト１を還元炉で還元した際に発生する酸化亜鉛を含む２次ダスト１と、塩酸１０と、を接触させ、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛３として抽出する浸出工程３０１と、浸出工程３０１で抽出した粗塩化亜鉛３を、加熱して粗塩化亜鉛３に含まれる水１１を水蒸気として分離した後に塩素ガス８と接触させる乾燥工程３０２と、乾燥工程３０２を経た粗塩化亜鉛３’’を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛６を得る精製工程１０２と、精製工程１０２で得た精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して亜鉛融液９と塩素ガス８とを得る電解工程１０３と、を有することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、浸出工程３０１では、電炉ダスト１又は２次ダスト１と、電解工程３０２における電解により得た塩素ガス８を原料として生成された塩酸１０と、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、浸出工程３０１では、電炉ダスト１又は２次ダスト１と、塩酸１０と、を接触させる際に水を併用することにより、不純物を多く含む低品位の原料に対応できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、乾燥工程３０２では、水１１を水蒸気として分離した後の粗塩化亜鉛３と、電解工程１０２における電解により得た塩素ガス８と、を接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
（実施の形態４）
次に、図４を参照して、本発明の実施の形態４における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
次に、図４を参照して、本発明の実施の形態４における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
図４は、本発明の実施の形態４に係る亜鉛製造方法の工程を示す図である。
本実施の形態に係る亜鉛製造方法は、実施の形態１に係る亜鉛製造方法と比較して、浸出工程１０１を新たな浸出工程４０１に置換し、更に、乾燥工程４０２を追加すると共に、精製工程１０２が共にマッフル炉及びその内部に配置されたるつぼを用いる第１精製工程４０１及び第２精製工程４０２に細分化された工程を置換して有し、かつ、塩酸合成工程４０６を追加していることが、主たる相違点である。本実施の形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。
まず、電炉ダスト１又は２次ダスト１における酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛３を得る反応工程である浸出工程４０１では、実施の形態１の塩素ガス８に代えて塩酸１０を使う。即ち、かかる浸出工程４０１は、実施の形態３における浸出工程３０１と同一の工程である。
次に、乾燥工程４０２では、浸出工程４０１で副生された水１１を、図示を省略する加熱機構で４００℃に加熱することにより水蒸気として分離除去して、粗塩化亜鉛３を無水塩にする。即ち、かかる乾燥工程４０２は、実施の形態３における乾燥工程３０２と同一の工程である。
次に、第１精製工程４０３では、乾燥工程４０２で得た不純物を含む粗塩化亜鉛３’’を塩素ガス８に接触させることにより、粗塩化亜鉛３’’に含有されている亜鉛以外の不純物である金属成分を酸化して塩化亜鉛よりも低沸点の金属塩化物にした後に、その金属塩化物を気化溜出させる。即ち、かかる第１精製工程４０３は、無水塩である粗塩化亜鉛３’’を用いるものではあるが、実施の形態２における第１精製工程２０１と同一の工程である。
次に、第２精製工程４０４では、第１精製工程４０３を経た粗塩化亜鉛３’から塩化亜鉛成分を気化溜出させることにより、精製塩化亜鉛６を得る。即ち、かかる第２精製工程４０４は、実施の形態２における第２精製工程２０２と同一の工程である。
次に、電解工程４０５では、第２精製工程４０４を経て得られた精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して、高純度の金属亜鉛を含む亜鉛融液９と、塩素ガス８と、を得る。即ち、かかる電解工程４０５は、実施の形態１から実施の形態３における電解工程１０３と同一の工程である。
次に、塩酸合成工程４０６では、電解工程１０３において陽極で副生する塩素ガス８を原料として塩酸１０を生成する。具体的には、塩酸合成工程４０６では、塩素ガス８と水素ガスとを反応させ合成して、塩酸１０を生成する。かかる水素ガスは、水蒸気１１を用いてＬＰガスを改質する水生ガスシフト反応等の方法で得られる。また、赤熱した炭素原料１２に、水蒸気１１と混合した塩素ガス８を接触させて塩酸１０を直接合成する方法を採用してもよい。なお、かかる塩酸合成時には、二酸化炭素１３が副生する。
以上の本実施の形態の方法によれば、酸化亜鉛を含む電炉ダスト１又は電炉ダスト１を還元炉で還元した際に発生する２次ダスト１と、塩酸１０とを接触させ、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛３として抽出する浸出工程４０１と、浸出工程４０１で抽出した粗塩化亜鉛３を、加熱して粗塩化亜鉛３に含まれる水１１を水蒸気として分離した後に塩素ガス８と接触させる乾燥工程４０２と、乾燥工程４０２を経た粗塩化亜鉛３’’を塩素ガス８と接触させて粗塩化亜鉛３’’中の亜鉛以外の金属成分を酸化し、金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物５とした後に粗塩化亜鉛３’’を加熱することにより、金属塩化物５を蒸発させて分離する第１精製工程４０３と、第１精製工程４０３を経た粗塩化亜鉛３’を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛６を得る第２精製工程４０４と、第２精製工程４０４で得た精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して亜鉛融液９と塩素ガス８とを得る電解工程４０５と、を有することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、浸出工程４０１は、電炉ダスト１又は２次ダスト１と、電解工程４０５における電解により得た塩素ガス８を原料として生成された塩酸１０とを接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
（実施の形態５）
次に、図５を参照して、本発明の実施の形態５における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
次に、図５を参照して、本発明の実施の形態５における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
図５は、本発明の実施の形態５に係る亜鉛製造方法の工程を示す図である。
本実施の形態に係る亜鉛製造方法は、実施の形態１に係る亜鉛製造方法と比較して、電炉ダスト１又は２次ダスト１における酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛３を得る反応工程として、浸出工程１０１の代わりに、浸出工程５０１、晶析工程５０２及び塩化工程５０３を用い、更に塩酸合成工程５０７を追加していることが、主たる相違点である。本実施の形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。
まず、浸出工程５０１では、アルカリ剤水溶液１６を使用する。即ち、浸出工程５０１では、電炉ダスト１又は前述の表１に示す組成を有する２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を、図示を省略するステンレスビーカ内で撹拌しながら、濃度４８％で図示を省略する加熱機構で１００℃に維持されたアルカリ剤水溶液１６である水酸化ナトリム水溶液と接触させることにより、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を水酸化亜鉛とし、水酸化亜鉛を含む浸出液１４として抽出する。アルカリ剤水溶液１６としては、後述する晶析工程５０２において生成されたものを用いることが、亜鉛製造方法をクローズドサイクル化できるために好ましい。ここで、水酸化ナトリウム水溶液と酸化亜鉛との反応式は化学式（化１）に示され、浸出液１４中の水酸化亜鉛成分は、Ｚｎ（ＯＨ）４ ２−のような錯イオンとして溶存する。浸出工程５０１以降の工程では、抽出した浸出液１４に含まれる亜鉛成分を塩化亜鉛に転化して得た、水１１を含む粗塩化亜鉛３を、乾燥、及び精製して溶融塩電解法により処理することになる。
かかるアルカリ剤水溶液１６のアルカリ剤としては、水溶液に鉄成分を溶存せず、かつ、酸化亜鉛成分を選択的に溶解できる、水酸化ナトリウム又は水酸化カリウムが好適に使用できる。よって、浸出工程５０１における処理は、鉄成分を多く含むダスト処理に特に有効であるといえる。また、浸出工程５０１を経た電炉ダスト１又は２次ダスト１は、酸又は塩素成分で汚染されず、また、塩素成分を含む電炉ダスト１又は２次ダスト１の処理の場合に、アルカリ剤水溶液１６により塩素成分を溶解除去することができる。従って、本実施の形態は、浸出工程５０１を経た電炉ダスト１又は２次ダスト１を製鉄原料等に利用する場合に特に有効である。
また、浸出工程５０１では、電炉ダスト１又は２次ダスト１に含まれる鉄等の金属成分については、その一部は、亜鉛成分と共に抽出され粗塩化亜鉛３中に塩化物として混入し、その残部は、残さ４として分離される。
次に、晶析工程５０２では、浸出液１４を冷却して水酸化亜鉛の飽和液にし、水酸化亜鉛（Ｚｎ（ＯＨ）２）１５を固体として析出及び沈降させて図示を省略するヌッチェで濾過し分離する。ここで、かかる反応式は化学式（化２）に示される。
ここで、水酸化亜鉛１５を分離回収した後の浸出液１４は、アルカリ剤水溶液１６として繰り返し循環使用でき好都合である。水酸化亜鉛１５の分離は、フィルタプレス等による濾過又は遠心分離等により行うことができる。反応速度を上げるために、浸出液１４は５０℃以上の熱アルカリとすることが好ましい。また、浸出液１４及び循環使用するアルカリ剤水溶液１６の組成及び温度等の諸条件は、原料の品位に依存するが、一般的な方法で調整することができる。
次に、塩化工程５０３では、分離回収された水酸化亜鉛１５の結晶に３５％の塩酸１０を加えて塩酸１０と接触させることにより塩化亜鉛水溶液を得て、この塩化亜鉛水溶液を蒸発乾固させて、前述の表１に示す組成を有する粗塩化亜鉛３と、水１１と、を得る。この際、塩酸１０は、後述する塩酸合成工程５０７において生成した塩酸１０を用いることが、亜鉛製造方法をクローズドサイクル化できるために好ましい。
次に、乾燥工程５０４では、塩化工程５０３で得られた水１１を加熱することにより水蒸気として分離脱水して、粗塩化亜鉛３を無水塩にする。即ち、かかる乾燥工程５０４は、実施の形態３における乾燥工程３０２及び実施の形態４における乾燥工程４０２と同一の工程である。
次に、精製工程５０５では、乾燥工程５０４を経て得られた前述の表２の組成を有する粗塩化亜鉛３’’を蒸留精製して前述の表３に示す組成を有する精製塩化亜鉛６を得る。即ち、かかる精製工程５０５は、実施の形態１及び実施の形態３における精製工程１０２と同一の工程である。
次に、電解工程５０６では、精製工程５０５を経て得られた前述の表３に示す組成を有する精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して、高純度の金属亜鉛を含む亜鉛融液９と、塩素ガス８と、を得る。即ち、かかる電解工程５０６は、実施の形態１から実施の形態３における電解工程１０３及び実施の形態４の電解工程４０５と同一の工程である。
次に、塩酸合成工程５０７では、電解工程５０６において陽極で副生する塩素ガス８を原料として塩酸１０を生成する。即ち、かかる塩酸合成工程５０７は、実施の形態４の塩酸合成工程４０６と同一の工程である。
以上の本実施の形態の方法によれば、酸化亜鉛を含む電炉ダスト１又は電炉ダスト１を還元炉で還元した際に発生する２次ダスト１と、アルカリ剤水溶液１６とを接触させ、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を水酸化亜鉛とし、水酸化亜鉛を含む浸出液１４を得る浸出工程５０１と、浸出工程５０１で得た浸出液１４を水酸化亜鉛の飽和液とすることにより、飽和液より水酸化亜鉛１５を析出及び沈降させ、水酸化亜鉛１５を固体として分離回収する晶析工程５０２と、晶析工程５０２で分離回収した水酸化亜鉛１５と塩酸１０とを接触させて粗塩化亜鉛３を得る塩化工程５０３と、塩化工程５０３で得た粗塩化亜鉛３を、加熱して粗塩化亜鉛３に含有されている水１１を水蒸気として分離した後、塩素ガス８と接触させる乾燥工程５０４と、乾燥工程５０４を経た粗塩化亜鉛３’’を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛６を得る精製工程５０５と、精製工程５０５で得た精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して亜鉛融液９と塩素ガス８とを得る電解工程と、を有することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、浸出工程５０１は、晶析工程５０２において水酸化亜鉛１５を分離回収した後の水溶液をアルカリ剤水溶液１６として再使用することにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、塩化工程５０３は、晶析工程５０２で分離回収した水酸化亜鉛１５と、電解工程５０６における電解により得た塩素ガス８を原料として製造された塩酸とを接触させることにより、廃棄物の発生を低減する亜鉛製造方法を実現することができる。
また、本実施の形態の方法によれば、アルカリ剤水溶液１６のアルカリ剤は、水酸化ナトリウム又は水酸化カリウムであることにより、水溶液に鉄成分を溶存せず、かつ酸化亜鉛成分を選択的に溶解できる亜鉛製造方法を実現することができる。
（実施の形態６）
次に、図６を参照して、本発明の実施の形態６における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
次に、図６を参照して、本発明の実施の形態６における亜鉛製造方法につき、詳細に説明する。
図６は、本発明の実施の形態６に係る亜鉛製造方法の工程を示す図である。
本実施の形態に係る亜鉛製造方法は、実施の形態１に係る亜鉛製造方法と比較して、電炉ダスト１又は２次ダスト１における酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛３を得る反応工程として、浸出工程１０１の代わりに、浸出工程６０１、晶析工程６０２及び塩化工程６０３を用い、精製工程１０２が共にマッフル炉及びその内部に配置されたるつぼを用いる第１精製工程６０５及び第２精製工程６０６に細分化された工程を置換して有し、かつ、更に塩酸合成工程６０８を追加していることが、主たる相違点である。本実施の形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。
具体的には、本実施の形態において、浸出工程６０１、晶析工程６０２、塩化工程６０３、乾燥工程６０４、及び電解工程６０７は、実施の形態５の浸出工程５０１、晶析工程５０２、塩化工程５０３、乾燥工程５０４、及び電解工程５０６と各々同一である。
また、第１精製工程６０５では、乾燥工程６０４で得た不純物を含む粗塩化亜鉛３’’を塩素ガス８に接触させることにより、粗塩化亜鉛３’’に含有されている亜鉛以外の不純物である金属成分を酸化して塩化亜鉛よりも低沸点の金属塩化物にした後に、その金属塩化物を気化溜出させる。即ち、かかる第１精製工程６０５は、無水塩である粗塩化亜鉛３’’を用いるものではあるが、実施の形態２における第１精製工程２０１及び実施の形態４における第１精製工程４０３と同一の工程である。
また、第２精製工程６０６では、第１精製工程６０５を経た粗塩化亜鉛３’から塩化亜鉛成分を気化溜出させることにより、精製塩化亜鉛６を得る。即ち、かかる第２精製工程６０６は、実施の形態２における第２精製工程２０２及び実施の形態４における第２精製工程４０４と同一の工程である。
以上の本実施の形態の方法によれば、酸化亜鉛を含む電炉ダスト１又は電炉ダスト１を還元炉で還元した際に発生する２次ダスト１と、アルカリ剤水溶液１６とを接触させ、電炉ダスト１中又は２次ダスト１中の酸化亜鉛成分を水酸化亜鉛とし、水酸化亜鉛を含む浸出液１４を得る浸出工程６０１と、浸出工程６０１で得た浸出液１４を水酸化亜鉛の飽和液とすることにより、飽和液より水酸化亜鉛１５を析出及び沈降させ、水酸化亜鉛１５を固体として分離回収する晶析工程６０２と、晶析工程６０２で分離回収した水酸化亜鉛１５と塩酸１０とを接触させて粗塩化亜鉛３を得る塩化工程６０３と、塩化工程６０３で得た粗塩化亜鉛３を、加熱して粗塩化亜鉛３に含有する水１１を水蒸気として分離した後、塩素ガス８と接触させる乾燥工程６０４と、乾燥工程６０４を経た粗塩化亜鉛３’’を溶融状態で塩素ガス８と接触させて粗塩化亜鉛３’’中の亜鉛以外の金属成分を酸化し、金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物５にした後に粗塩化亜鉛３’’を加熱することにより、金属塩化物５を蒸発させて分離する第１精製工程６０５と、第１精製工程６０５を経た粗塩化亜鉛３’を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛６を得る第２精製工程６０６と、第２精製工程６０６で得た精製塩化亜鉛６を溶融状態で電解して亜鉛融液９と塩素ガス８とを得る電解工程６０７と、を有することにより、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を実現することができる。
なお、本発明は、構成要素の形状、配置、個数等は前述の実施形態に限定されるものではなく、かかる構成要素を同等の作用効果を奏するものに適宜置換する等、発明の要旨を逸脱しない範囲で適宜変更可能であることはもちろんである。
以上のように、本発明においては、脱塩素のための追加コストを不要として塩素を多く含む電炉ダスト等の処理に好適であり、純度４Ｎ以上の高純度の亜鉛地金を製造できると共に、コンパクトな装置で操業できる亜鉛製造方法を提供することができるものであるため、その汎用普遍的な性格から広範に製鉄プロセスの一つである電炉法においてスクラップの溶解製錬時に発生する電炉ダスト、又は電炉ダストの一部を製鉄原料としてリサイクルする際に還元炉で発生する２次ダストを原料とする亜鉛製造方法に適用され得るものと期待される。
Claims (17)
- 酸化亜鉛を含む電炉ダスト又は前記電炉ダストを還元炉で還元した際に発生する２次ダストにおける酸化亜鉛成分から粗塩化亜鉛を得る反応工程と、
前記反応工程で得た前記粗塩化亜鉛を加熱して塩化亜鉛蒸気を生成し、前記塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る精製工程と、
前記精製工程で得た前記精製塩化亜鉛を溶融状態で電解して亜鉛融液と塩素ガスとを得る電解工程と、
を有する亜鉛製造方法。 - 前記反応工程は、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、塩素ガスと、を接触させ、前記電炉ダスト中又は前記２次ダスト中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛として抽出する浸出工程である請求項１に記載の亜鉛製造方法。
- 前記浸出工程では、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスと、を接触させる請求項２に記載の亜鉛製造方法。
- 前記精製工程は、
前記浸出工程で抽出した前記粗塩化亜鉛を溶融状態で塩素ガスと接触させて前記粗塩化亜鉛中の亜鉛以外の金属成分を酸化して、前記金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物にした後に、前記粗塩化亜鉛を加熱することにより、前記金属塩化物を蒸発させて分離する第１精製工程と、
前記第１精製工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、前記塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る第２精製工程と、
を有し、
前記電解工程では、前記第２精製工程で得た前記精製塩化亜鉛を用いる請求項２又は３に記載の亜鉛製造方法。 - 前記第１精製工程では、溶融状態の前記粗塩化亜鉛と、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスと、を接触させる請求項４に記載の亜鉛製造方法。
- 前記反応工程は、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、塩酸と、を接触させ、前記電炉ダスト中又は前記２次ダスト中の酸化亜鉛成分を粗塩化亜鉛として抽出する浸出工程であり、
前記浸出工程で抽出した前記粗塩化亜鉛を、加熱して前記粗塩化亜鉛に含まれる水を水蒸気として分離した後に塩素ガスと接触させる乾燥工程を更に有し、
前記精製工程では、前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱する請求項１に記載の亜鉛製造方法。 - 前記浸出工程では、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスを原料として生成された前記塩酸と、を接触させる請求項６に記載の亜鉛製造方法。
- 前記浸出工程では、前記電炉ダスト又は前記２次ダストと前記塩酸とを接触させる際に水を併用する請求項７に記載の亜鉛製造方法。
- 前記反応工程は、
前記電炉ダスト又は前記２次ダストと、アルカリ剤水溶液と、を接触させ、前記電炉ダスト中又は前記２次ダスト中の酸化亜鉛成分を水酸化亜鉛とし、前記水酸化亜鉛を含む浸出液を得る浸出工程と、
前記浸出工程で得た前記浸出液から前記水酸化亜鉛を析出及び沈降させ、前記水酸化亜鉛を固体として分離回収する晶析工程と、
前記晶析工程で分離回収した前記水酸化亜鉛と塩酸とを接触させて粗塩化亜鉛を得る塩化工程と、
を有し、
前記塩化工程で得た前記粗塩化亜鉛を、加熱して前記粗塩化亜鉛に含有されている水を水蒸気として分離した後、塩素ガスと接触させる乾燥工程を更に有し、
前記精製工程では、前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱する請求項１に記載の亜鉛製造方法。 - 前記浸出工程では、前記晶析工程において前記水酸化亜鉛を分離回収した後の水溶液を前記アルカリ剤水溶液として使用する請求項９に記載の亜鉛製造方法。
- 前記塩化工程では、前記晶析工程で分離回収した前記水酸化亜鉛と、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスを原料として製造された塩酸と、を接触させる請求項９又は１０に記載の亜鉛製造方法。
- 前記アルカリ剤水溶液のアルカリ剤は、水酸化ナトリウム又は水酸化カリウムである請求項９から１１のいずれかに記載の亜鉛製造方法。
- 前記乾燥工程では、水を水蒸気として分離した後の前記粗塩化亜鉛と、前記電解工程における電解により得た前記塩素ガスと、を接触させる請求項６から１２のいずれかに記載の亜鉛製造方法。
- 前記精製工程は、
前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛を溶融状態で塩素ガスと接触させて前記粗塩化亜鉛中の亜鉛以外の金属成分を酸化して、前記金属成分を塩化亜鉛より低沸点の金属塩化物にした後に、前記粗塩化亜鉛を加熱することにより、前記金属塩化物を蒸発させて分離する第１精製工程と、
前記第１精製工程を経た前記粗塩化亜鉛を加熱することにより塩化亜鉛蒸気を生成し、前記塩化亜鉛蒸気を冷却すると共に凝縮させて精製塩化亜鉛を得る第２精製工程と、
を有し、
前記電解工程では、前記第２精製工程で得た前記精製塩化亜鉛を用いる請求項６から１３のいずれかに記載の亜鉛製造方法。 - 前記第１精製工程では、前記乾燥工程を経た前記粗塩化亜鉛と、前記電解工程における
電解により得た前記塩素ガスと、を接触させる請求項１４に記載の亜鉛製造方法。 - 前記第１精製工程では、前記粗塩化亜鉛を、それに接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下の範囲内に維持した状態で、５０℃以上４５０℃以下の温度範囲に維持する請求項４、５、１４又は１５に記載の亜鉛製造方法。
- 前記塩化亜鉛蒸気は、前記粗塩化亜鉛を加熱して溶融し、その融液相の温度を２５０℃以上７５０℃以下の範囲内に維持した状態で、前記融液相と接する気相の圧力をゲージ圧で２００Ｐａ以下に維持することにより生成される請求項１から１６のいずれかに記載の亜鉛製造方法。
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Citations (2)
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|---|---|---|---|---|
| JP2000290736A (ja) * | 1999-02-05 | 2000-10-17 | Nippon Magnetic Dressing Co Ltd | 電気炉ダストの処理方法 |
| JP2009074132A (ja) * | 2007-09-20 | 2009-04-09 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 亜鉛電解液の製造方法 |
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|---|---|---|---|---|
| JP2000290736A (ja) * | 1999-02-05 | 2000-10-17 | Nippon Magnetic Dressing Co Ltd | 電気炉ダストの処理方法 |
| JP2009074132A (ja) * | 2007-09-20 | 2009-04-09 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 亜鉛電解液の製造方法 |
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